近距离煤层同采工作面矿压观测分析及合理错距研究_闫宇超.pdf
煤矿现代化2020 年第 2 期总第 155 期 0前言 义棠矿 9201 及 10201 工作面垂直布置,层间距 为 1.18m, 10 号煤顺槽外错 9 号煤顺槽 10m布置。由 于 9、 10 号煤进行同时回采作业,相对于单一煤层的 开采矿山压力的显现会呈现出不同的特征, 为了掌握 9、 10 号煤工作面同采时,不同错距条件下工作面矿 压显现规律、 工作面围岩稳定情况、 顺槽超前变形情 况, 在工作面现场布置测站, 并且对收集到的现场实 测数据进行分析研究, 以对同采工作面的矿压规律及 围岩变形情况进行掌握。 为工作面巷道布置及工作面 错距的确定提供指导。 1观测工作面概述 义棠矿 9201 工作面采用综合机械化采煤工艺, 煤层厚度为 1.13m,工作面选用 MG200/448BWD 型采煤机, SGZ730/400 型中双链刮板机、 SZZ764/160 型桥式转载机, ZY3400/8.5/18 型液压支架, 支护宽度 为 1.42~1.59m, 根据工作面的实际长度确定使用 100 架, 该支架控制顶板的最小距离为 4.1m, 最大距离为 4.7m。 设计工作面的长度为 150m, 根据目前的生产状 况每日可截割 6 个循环刀煤, 每刀截深 600mm, 顶板 采用垮落法进行管理。 10201 也是一个综采工作面, 煤层厚度为 4.32m, 采用一次采全厚的采煤方法,工作面采煤机型号为 MG400/930- GWD, 该采煤机截割深度为 0.8m, 刮板 输送机型号为 SGZ800/1050,配合 SZZ800/250 型转 载机一起使用, ZY6800/24/48 型液压支架共设置 114 架, 最大控顶距 5173mm, 最小控顶距为 4373mm, 过 渡 支 架 为 ZYG6800/24/48, 端 头 支 架 为 ZYD6800/24/48。在总长为 170m 的工作面中每日可 割 3 刀煤, 日推进度为 2.4m, 顶板采用垮落法自动垮 落充填采空区。 2现场观测方案及测站布置 2.1测点布置 1 ) 每架支架必须安设压力表对支架初撑力及工 作阻力进行观测, 在 9201 工作面共布置测线 3 条, 在 工作面推进过程中实时记录液压支架上各测线数据 的变化并通过对比分析对顶板的来压步距进行确定。 三条测线所在的支架为 1 号测线 5~7; 2 号测线 50~52; 3 号测线 93~95。 2 ) 同样的在 10201 工作面布置 3 条测线, 三条测 线所在的支架为 1 号 测 线 10~14; 2 号 测 线 近距离煤层同采工作面矿压观测分析及合理错距研究 闫 宇 超 (山西义棠煤业有限责任公司 ,山西 介休032000 ) 摘要 义棠矿 9 号煤层与 10 号煤层为近距离同采煤层,为了确定两煤层同采工作面的合理错距, 采用现场实测的方法对 9 号和 10 号煤层的矿压规律进行分析掌握, 并对不同错距条件下巷道围岩变 形情况进行统计分析, 最终确定同采工作面合理错距为 30~50m。 关键词 近距离煤层 ; 同采工作面 ; 矿压观测 ; 错距 中图分类号 TD823;TD355文献标识码 A文章编号 1009- 0797 (2020 ) 02- 0062- 04 Mine pressure observation analysis and reasonable staggered distance study of Simultaneous Mining Working Faces in Close Distance Seam YAN Yuchao (YitangCoal IndustryCo., Ltd. ofShanxi , Jiexiu 032000 , China ) Abstract The No. 9 coal seam and the No. 10 coal seam are simultaneous mining coal seam. In order to determine the reasonable staggered distance of the simultaneous mining face in the close distance coal seams of No. 9 and No. 10, the field test is used to analyze the ore pressure lawof No. 9 and No. 10 coal seams. The statistical analysis of the surrounding rock deation of the roadway under different dis- tance conditions is carried out, and the reasonable staggered distance ofthe simultaneous miningworkingface is determined tobe 30~50m. Key words close coal seam; simultaneous miningworkingface ; pressure observation ; staggered distance 62 ChaoXing 煤矿现代化2020 年第 2 期总第 155 期 49~53; 3 号测线 98~102。通过对收集到的液压支 架阻力数据变化, 分析得出 10201 工作面的顶板来压 步距。 (3 ) 为了了解两工作面顺槽超前支护范围内围岩 的变形情况,分别在两顺槽的超前支护段内以 10m 的间距均布测点, 每条顺槽内的测点数为 6 个。 (4 ) 为了了解顶板的离层情况, 顶板离层仪在顺 槽顶板以每 50m 的间距设置一个,同时为了对顺槽 断面的变形情况进行观测, 在同一位置设置观测点。 2.2观测方法 1 ) 支架初撑力及阻力观测。 将压力表安装于主要 用于承载重量的立柱上, 通过对压力表数值变化的记 录来了解支架的初撑力及支护阻力的变化。 2 ) 顶板动态观测。通过在预设测点处对采煤高 度、 端面距、 煤壁的片帮情况等的观测来对顶板的变 化情况进行了解。 3 ) 支架几何参数观测。采用目测观察, 包括支架 倾角、 俯仰角、 顶梁错茬、 架间距。 4 ) 液压支架活柱下缩量观测。 对测点的支架采用 标记法进行观测, 使用钢卷尺测量每次移架前后立柱 行程, 其差值即为活柱下缩量。 5 ) 两顺槽超前支护质量监测。该部分的监测主 要包括两个方面 一是通过测压计对单体柱压力的 监测;二是时刻关注巷道围岩的变形量及顶板的离 层情况。 3矿压观测数据分析 3.1工作面支架工作阻力分析 3.1.19201 工作面 图 11 测线支架阻力变化曲线 图 22 测线支架阻力变化曲线 图 33 测线支架阻力变化曲线 9201 工作面液压支架工作阻力监测的时间为 11.14~1.30, 一共观测 79 天, 工作面累计推进长度 约为 140m,每天监测一次数据,共有 79 个观测数 据。由工作面 3 条测线处液压支架的工作阻力统计 数据分析可以得出 9 号煤工作面的周期来压步距。 三条测线液压支架随时间的变化曲线如图 1~ 图 3 所示。 由以上监测数据图表可以对各支架处的周期来 压步距进行了解, 同时结合现场观测现象得出, 当顶 板来压时液压支架后柱的压力要比前柱所受的压力 大的多, 煤壁略微出现片帮现象, 在工作面的中部位 置的较小范围内,支架受到顶板来压冲击较为明显, 其他部位顶板的压力相对较稳定, 没有对支架造成明 显冲击, 也未出现大面积冒顶、 片帮。 结合 9 号煤层工作面的推进度, 可计算得到工作 面顶板每次来压的步距, 9 号煤工作面来压步距见表 1。经分析可知, 9 号煤工作面周期来压步距为 12~20m, 平均 16.73m。 3.1.210201 工作面 10201 工作面液压支架工作阻力监测的时间为 12.10~1.30, 一共观测 51 天, 工作面累计推进 80m, 每 天监测一次数据, 共有 51 个观测数据。 由工作面 3 条 测线处液压支架的工作阻力统计数据分析可以得出 10 号煤工作面的周期来压步距。三条测线液压支架 随时间的变化曲线如下图 4~ 图 6 所示。 结合 10 号煤层工作面的推进度,可计算得到工 作面顶板每次来压的步距, 10 号煤工作面来压步距 见表 2。经分析可知, 10 号煤工作面周期来压步距为 3.25~12.35m, 平均 8.46m。 图 41 测线支架阻力变化曲线 63 ChaoXing 煤矿现代化2020 年第 2 期总第 155 期 图 52 测线支架阻力变化曲线 图 63 测线支架阻力变化曲线 表 19201 工作面周期来压步距统计分析表 表 210201 工作面周期来压步距统计分析表 图 7 所示为 9201 及 10201 工作面各支架的工作 阻力,不同曲线表示不同天数时的支架工作阻力, 对 比分析可知, 工作面支架工作阻力均呈现 中部>下 部>上部的规律。 通过对 10201 工作面顶板来压情况的观测可以 发现, 顶板来压时工作面矿压显现较弱, 受到的冲击 力不明显,究其原因是由于 9 号煤层被开采完毕之 后, 9、 10 号煤层之间所夹的岩层较薄, 当 10201 工作 面的顶板垮落不能够充满采空区时, 原先位于 9 号煤 层采空区中的矸石便会向下垮落充填进入 10 煤层的 采空区, 此时便会引起 9 号煤层冒落带的高度再次向 上发展。 再加上 9 号煤层开采后上覆岩层所行成的稳 定结构与 10 号煤层还有一段距离,当该结构再次失 稳时, 原先 9 号煤层采空区的散落矸石便成为一个天 然的缓冲层,减轻了对 10 号煤层工作面的动压冲击 力, 故 10 号煤层工作面矿山压力缓和, 受动压影响较 弱。 义棠矿在实际生产中可以根据实际工作面顶板的 来压强度, 对工作面错距进行调整。 (a ) 9201 工作面 (b0 10201 工作面 图 7工作面支架阻力沿工作面长度方向变化曲线 3工作面超前变形量分析 义棠矿为了得到同时满足两工作面安全回采的 工作面错距, 在 9201 及 10201 工作面推进过程中, 分 别调整工作面的错距为 大于 78m; 58~78m; 48~58m; 28~48m四种布置方案,对两工作面顺槽的变形情况 进行统计,主要对 10 号煤工作面顺槽的变形量进行 统计, 不同方案的巷道变形量见图 8~ 图 10。 图 8不同错距 10 号煤顺槽顶底板变形量变化曲线 周期来压次数 来压步距/m 1 测线 2 测线 3 测线 11614.114.1 219.8521.7515.8 315.1513.519.45 418.520.1522.5 51318.519.6 619.51410.55 714.912.814 811.613.712.5 920.521.520.5 平均步距/m16.56 16.6716.86 周期来压次数 来压步距/m 1 测线 2 测线 3 测线 19.614.8511.25 210.98.98.9 39.412.359.9 410.853.255.6 57.56.98.05 67.89.354.8 755.29.3 812.85.35.3 平均步距9.238.267.89 64 ChaoXing (上接第 61 页) 本文通过 Fluent 软件建立李雅庄矿 5912 工作 面采空区数值模型, 研究采动影响下覆岩及底板煤 岩体中卸压瓦斯的运移特征, 由数值模拟的分析结 果确定了布置本煤层顺层钻孔、 高位钻孔及采空区 埋管相结合的瓦斯抽采方案。经过现场应用后发 现, 上述综合瓦斯治理措施可有效降低上隅角及回 风顺槽内的瓦斯浓度, 瓦斯的治理效果明显, 解决 了矿方原回采条件下的安全隐患。 参考文献 [1] 齐消寒. 近距离低渗煤层群多重采动影响下煤岩破断与 瓦斯流动规律及抽采研究[D].重庆大学,2016. [2] 靳晓华. 煤层群开采上邻近层采动卸压瓦斯分区富集协 同抽采技术[D].中国矿业大学 (北京) ,2016. [3] 陈殿赋,鲁义.工作面上隅角瓦斯综合治理技术的研究及 应用[J].煤炭科学技术,2013,41 (10) 57- 5963. [4] 马丕梁,蔡成功.我国煤矿瓦斯综合治理现状及发展战略 [J].煤炭科学技术,2007 (12) 7- 1116. 作者简介 尉新全, 1977 年 5 月, 男, 汉, 山西省霍州市人, 2012 年 毕业于太原理工大学安全工程专业, 工程师, 现任职于霍州 煤电集团公司通风部。研究方向 矿井通风与安全专业。 (收稿日期 2019- 5- 16) 图 9不同错距 10 号煤顺槽两帮变形量变化曲线 图 10巷道最大变形量随错距变化曲线 经过对以上图表数据的分析, 主要有以下结论 1 ) 错距 30m左右时, 10 号煤顺槽位于 9 号煤工 作面后方的降压区, 10 号煤顺槽围岩变形不明显, 但 由于受 9 号煤自身和 10 号煤工作面超前支承压力的 叠加作用的影响, 巷道围岩变形明显; 2 ) 随着工作面错距的变大, 10 号煤工作面顺槽 受 9 号煤工作面采动影响变小, 10 号煤工作面顺槽 变形量较小, 40m 左右时, 10 号煤工作面顺槽变形量 最小; 3 )工作面错距大于 50m时,由于 9 号煤工作面 后方底板的破坏及应力释放,导致在此范围内的 10 号煤工作面顺槽变形量增大, 10 号煤顺槽围岩控制 较为困难; 4 )9、 10 号煤工作面合理错距的范围为 30~50m。 4结论 1 ) 通过现场矿压监测得出 9 号煤周期来压为 12~20m,平均 16.73m; 10 号煤周期来压 3.25~12.35m, 平均 8.46m。 2 ) 分析不同错距下 10 号煤顺槽围岩变形数据可 以得出当两工作面错距在 30~50m 时, 围岩变形量较 小, 可以满足两工作面同时安全回采的要求。 参考文献 [1] 刘洪太.极近距离煤层同采工作面合理错距研究[J].山西 煤炭,2018,38 (05) 19- 22. [2] 邵亚武. 浅埋近距离煤层群开采上下煤层安全错距研究 [D].西安科技大学,2018. [3] 石灏,查文华.极近距离煤层联合开采工作面合理错距研 究[J].中国安全生产科学技术,2018,14 (04) 51- 56. [4] 吕声瑞.临近综采工作面同向开采矿压规律分析[J].山东 煤炭科技,2018 (03) 162- 163166. [5] 孟浩. 基于能量释放法的近距离煤层巷道布置位置优化 分析[J].煤矿安全,2018,49 (02) 194- 198. [6] 徐璟,李童.滞后支承压力在近距离煤层联合开采中的应 用[J].煤炭技术,2018,37 (02 ) 72- 74. [7] 曾献文.邻近煤层同采工作面合理错距研究[J].煤矿安全, 2017,48 (12) 199- 202. 作者简介 闫宇超 (1985-) , 男, 汉族, 山西祁县人, 工程师, 2009 年 毕业于太原理工大学, 本科。(收稿日期 2019- 5- 27) 煤矿现代化2020 年第 2 期总第 155 期 65 ChaoXing